我國錳礦儲量主要在南方，占90%以上。我國錳礦石的選礦主要采用：焙燒—重選—弱磁選、擦洗—分級—強磁選、浸出—焙燒等處理方法。為了促 進該地區(qū)錳礦資源開發(fā)的進程，不斷提高錳礦資源的綜合利用水平，實現(xiàn)錳礦選礦技術(shù)向生產(chǎn)規(guī)模轉(zhuǎn)化，公司受委托對西南某地的鐵錳礦石進行探索性的選礦試驗研 究，以確定該鐵錳礦所具有的開發(fā)利用價值。由于該礦石中的鐵礦物和錳礦物的密度和比磁化系數(shù)相近，且兩者共生緊密，嵌布粒度細，所以該鐵錳礦石比普通氧化 錳礦石難選。該礦區(qū)位于環(huán)境保護區(qū)內(nèi)，為避免環(huán)境污染，在處理礦石時，不宜采用浮選、化學(xué)浸出等工藝進行選別。由于地質(zhì)成礦因素的影響，使得礦區(qū)的礦石品 位、雜質(zhì)及含泥量等都有較大的區(qū)別，所以礦石的可選程度差別較大。針對這個問題，本試驗對礦區(qū)的不同礦樣分別進行了探索性的選礦試驗研究。在該鐵錳礦試驗 中，主要對含錳18.93%鐵錳礦進行了選別試驗。由于委托單位只對金屬錳的品位和回收率提出要求，因此試驗中也主要針對錳指標(biāo)的提高作了大量的工作。試 驗結(jié)果表明：金屬錳的選別指標(biāo)不能達到要求，即錳精礦品位不低于40%，回收率不低于60%。又單獨取含錳24.09%的富礦試樣進行選別，達到錳的品位 為40.41%，回收率為70.92%的指標(biāo)。要獲得高品位的錳精礦，必須地脫除含硅礦物，實現(xiàn)錳和鐵的分離。

　　呈赤褐鐵礦的形式存在的鐵，其分布率占了鐵金屬率的91.85%，而以磁黃鐵礦、黃鐵礦、磁鐵礦存在的鐵，其分布率僅分別占了鐵金屬率的 0.44%、0.87%和6.84%，赤褐鐵礦含量高，對錳礦物和鐵礦物的分選非常不利。將礦石破碎至-2.0mm后進行分級，共分 為+1.0，0.5，0.25，0.1，0.074，0.037，0.019和-0.019mm等8個級別，對相應(yīng)粒級的有價元素錳、鐵含量和金屬分布進 行考察，錳主要分布于+0.1mm以上的4個級別中，其占了錳金屬率的86.21%，主要分布在粗粒級，而鐵的分布較均勻，各粒級的品位都在20%以上。 由此看出在碎礦時，鐵礦物較錳礦物易碎。目前在世界范圍內(nèi)，對難選的低品位鐵錳礦石的機械選礦方法及工藝，多趨向幾種選礦方法組成的聯(lián)合流程：強磁選—浮 —重聯(lián)合流程、跳汰—濕式強磁選、氧化還原—酸浸—磁選、洗礦—跳汰—強磁選—浮選、焙燒—重選—弱磁選、強磁粗選—跳汰精選—強磁掃選等。#p#分頁標(biāo)題#e#

　　含錳18.93%的鐵錳礦的選礦試驗在該試樣的選礦試驗中，根據(jù)礦石的性質(zhì)，采用對輥機把礦石細碎為 -2mm后，進行不磨礦直接分選、不同磨礦細度的搖床選別試驗、磁選、中礦再磨再選等選礦試驗。原礦本身的粒度較細，在不磨礦直接分選方案中進行分級搖床 選別和跳汰選別2種流程試驗。對分級搖床重選，首先采用0.5，0.1mm的篩子進行分級，分級產(chǎn)品直接給搖床進行重選。考慮到通過跳汰可以脫除含硅等的 脈石，所以又對原礦直接進行跳汰選別。結(jié)果表明，不磨礦直接進行選別，無論是分級搖床選別試驗，還是跳汰試驗，其所獲得的錳精礦品味均在29%左右，且搖 床選別和跳汰選別的回收率相近。所以不磨礦直接進行分選，不能達到要求的指標(biāo)，主要原因是礦物沒有單體解離。

　　對原礦進行適宜的磨礦考察，隨著磨礦細度的增加，精礦中錳的品位在增加，從27.10%增加到33.57%。說明：磨礦細度的增加，錳礦物和鐵 物以及其它脈石礦物的單體解離度有所改善，但精礦回收率在磨礦細度提高到-0.075mm(-200目)占71.40%時，降為40.26%，表明有相當(dāng) 多的錳礦物以微細粒的形式損失在尾礦中，因此，為保證金屬錳的回收率，不應(yīng)磨得太細。

　　根據(jù)礦石的性質(zhì)，碳酸錳或者錳的氧化物，均屬于弱磁性礦物。因該礦含錳礦物與脈石礦物以及含有害雜質(zhì)礦物的比磁化系數(shù)有較大的差異。考慮到磁選 有可能把磁性較強的鐵礦物選出，從而提高精礦中錳的品位。因此，我們采用雙盤干式磁選機對搖床所產(chǎn)的兩種不同品位的粗精礦進行選別，非磁性產(chǎn)品中錳的品味 提高幅度不大，有大量的錳礦物在磁性產(chǎn)品中，其中金屬鐵的品味也不高，錳、鐵分離效果不好。主要是因為軟錳礦和褐鐵礦的比磁化系數(shù)相近，所以采用磁選方案 不能使該錳鐵分離。#p#分頁標(biāo)題#e#

　　為了提高錳的品味，同時盡可能提高回收率，搖床選別過程中，產(chǎn)出1個精礦和1個中礦，并對中礦進行再磨再選試驗。當(dāng)產(chǎn)品品位為40%以上的錳精 礦時，回收率不超過15%。中礦再磨再選，可以回收一部分錳，但隨著回收率的提高，總精礦品位下降，當(dāng)再磨時間為6min時，精礦的合計品位為 38.37%，回收率僅達到30.77%，未能達到要求的指標(biāo)。鑒于含錳18.93%的鐵錳礦樣的選別難度，不能獲得理想指標(biāo)。由于試樣中錳和二氧化硅的 含量比含錳18.93%鐵錳礦試樣高，而含鐵較低。基于它們的物質(zhì)成份的情況，該富礦樣相對易選。試驗中，對富礦樣進行了粗磨。磨礦有利于脈石與軟錳礦的 分離，但是磨礦過細，選別時細粒級的錳就會損失在尾礦中，而且也使得選礦成本提高。因此，適度磨礦對選別指標(biāo)的提高具有程度的影響。

　　為使目的礦物與脈石礦物單體解離而又避免過粉碎，同時使給礦粒度適宜于搖床分選，將礦樣用棒磨機磨至-0.075mm(-200目)占60%， 用搖床進行選別，并對中礦再選。實驗證明，跳汰對于脫硅比較好，還有的除鐵效果。取富礦樣，在磨礦細度為-0.075mm(-200目)占 31.70%時，采用2次跳汰，1次搖床掃選，金屬錳的品味已達到要求的指標(biāo)。精礦中錳的品味為47.06%，綜合精礦，錳的品味為40.41%，回收率 達到70.92%。

　　在含錳18.93%的低品位鐵錳礦試樣中，錳主要以軟錳礦形式存在，其分布率占82.62%，采用重選比較有利;含鐵為22.85%，主要以赤 褐鐵礦形式存在，占鐵礦物的91.85%，其比重和比磁化系數(shù)與軟錳礦非常相似，采用重選和磁選方案難以達到理想效果;二氧化硅的含量為26.15%，因 此脫除含硅礦物非常必要，由于錳、鐵礦物的比重大于含硅礦物，采用重選方案分離較為經(jīng)濟。對含錳18.93%的低品位鐵錳礦選礦試驗表明：不磨礦直接進行 粗粒分選，不論采用分級搖床重選還是跳汰重選，均不能達到理想的分選指標(biāo)。不同磨礦粒度下?lián)u床選別試驗表明：隨著磨礦細度的增加，精礦中錳的品位逐漸增 高，但隨著磨礦細度的提高，回收率下降，主要原因是細粒礦物損失于尾礦中。中礦再磨后可以提高回收率，但精礦品位達不到要求，分選指標(biāo)不好。富礦礦樣選礦 試驗表明：粗磨后，直接采用2次跳汰分選，1 次搖床掃選，可獲得混合精礦品位為40.41%，回收率為70.92%的理想分選指標(biāo)。在該礦山的開發(fā)過程中，建議對礦區(qū)的貧、富礦樣分別開采，并用選礦 的方法對開采的貧、富礦樣分別進行處理。在貧、富礦分別處理的原則下，富礦可生產(chǎn)精礦和一部分中礦，而低品位的鐵錳礦可生產(chǎn)中礦，這樣可保證對礦石的很大 程度利用。#p#分頁標(biāo)題#e#